Оценка горно-технологических характеристик горных пород на основе используемых на карьерах классификаций

1
Содержание
Введение: .................................................................................................................. 3
1.Оценка горно-технологических характеристик горных пород на основе
используемых на карьерах классификаций .......................................................... 4
2. Оценка буримости и взрываемости горных пород. Выбор основного
оборудования ........................................................................................................... 6
3. Выбор бурового инструмента. Эксплуатационные параметры скважин. ..... 8
4. Режим бурения и производительностьбуровых станков ............................. 10
5. Проектный удельный РАСХОД ВЗРЫВЧАТЫХ веществ. Конструкция
скважинного заряда. .............................................................................................. 12
6. Параметры сетки скважин и скважинных зарядов ........................................ 15
7. Параметры сетки скважин и размеры взрывного блока ............................... 17
8. Выбор схемы коммутации. Параметры развала взорванной горной массы 19
9. Расход средств инициирования на блок. Механизация зарядки и забойки
скважин. Выход и дробление негабарита. .......................................................... 22
10. Расчет производительности и парка одноковшовых экскаваторов –
мехлопат ................................................................................................................. 28
11. РАСЧЕТ ВРЕМЕНИ ОТРАБОТКИ БЛОКА ................................................ 31
12. Технологический график организации работ на уступе ............................. 33
2
Введение:
Горно-технологические характеристики горных пород играют
ключевую роль в процессе разработки и добычи полезных ископаемых на
карьерах. Их оценка имеет огромное значение в современной
промышленности и строительстве, поскольку карьеры являются важной
частью инфраструктуры для добычи ресурсов.
Карьеры представляют собой искусственно созданные котловины, где
происходит добыча угля, металлов, камня и других полезных ископаемых.
Расчет параметров карьера играет первостепенную роль в их проектировании
и управлении, влияя на безопасность, эффективность и экономическую
стабильность процесса.
В данной работе мы будем рассматривать основные аспекты расчета
параметров карьера для планирования безопасных и эффективных операций,
включая определение размеров и выбор подходящего оборудования.
Корректный расчет параметров карьера имеет огромное значение с точки
зрения экономической эффективности предприятия, а также соблюдения
норм и стандартов в области охраны окружающей среды и устойчивого
развития.
Таким образом, данная тема является важной и требует серьезного
изучения.
3
1.Оценка горно-технологических характеристик горных пород на
основе используемых на карьерах классификаций
Вар
Годовая
Предел прочности,
иан производител
кгс/см2
т
ьность по
Добыч Вскр на
на
на
е млн ыше сжат растя сдви
т.
млн ие жение г
м3
21
3,5
4
670
47
Коэфф Территор Плотно Расстоя Средний
ициент иальная
сть,
ние
размер
3
трещин
зона
т/м
транспо структу
оватост
ртирова рного
и
ния, км блока в
массиве,
м
60
Тыва
0,3
2,38
2,5
0,5
 Определяю классификацию горной породы по шкале крепости СНиП
(табл. 1.3).
Таблица 1.3
Классификация
М.М. Протодьяконова
Временное
сопротивление
при сжатии,
кгс/см2
коэффициент
крепости
670
6,7
категория
Категории
пород ЦБНТ по
буримости
Шкала
крепости по
СНиП
III
XII
VII
 Классифицирую породу по трещиноватости (Таблица 1.4.)
Таблица 1.4.
Междуведомственная классификация горных пород по степени трещиноватости в массиве
Коэффициент
Средний
Категория трещиноватости
Степень
Удельная
размер
трещиноватос (коэффициент
трещиноватости
трещиноватос
структурного
ти пород
структурного
(блочности) массива
ть, 1/м.
блока, см.
ослабления)
III
0,3
среднетрещиноватые
50
1-2
 Классифицирую породу по контактной прочности (табл. 1.5)
Таблица 1.5.
Классификация горных пород по контактной прочности
Категории
пород
Характеристика пород по
контактной прочности
Класс
прочности
Контактная прочность,
МПа
III
средней крепости
5
6
650 ÷ 900
900 ÷ 1250
 Классифицирую породу по взрываемости (табл. 1.6).
Таблица 1.6.
Классификация горных пород по взрываемости
Категории
Степень взрываемости
Категории
трещиноватости
Плотность, т/м3
III
трудновзрываемые
III-IV
2,6 ÷ 2,7
4
 Рассчитываю величину показателя трудности разрушения:


П р  0,005  K тр  сж  р  сдв  0,5   ,
(1.1)
Пр=0,005*0,3*(670+47+60) +0,5*2,38= 2,4
где Пр – показатель трудности разрушения горных пород; K тр –
коэффициент трещиноватости пород (табл. 1.1);  сж, р,  сдв – соответственно
временное сопротивление пород на сжатие, растяжение и сдвиг, кгс/см 2;  –
плотность пород, т/м3.
 Классифицирую значение показателя трудности разрушения
(Таблица1.7.)
Таблица 1.7.
Классификация пород по трудности разрушения (по В.В. Ржевскому)
Показатель
Класс
Характеристика пород
трудности
Категории пород
разрушения
мягкие, плотные и связные
I
1÷5
1, 2, 3, 4, 5
полускальные породы
5
2. Оценка буримости и взрываемости горных пород. Выбор
основного оборудования
Пб  0,007  сж  сдв   0,7  
(1.2)
Пб=0,007*(670+60) +0,7*2,38 = 6,8


q э  0,02  сж   р  сдв  2  
(1.3)
qэ =0,02*(670+47+60) +2*2,38=20,3
 Классифицирую породу по буримости и по взрываемости используя
классификации В.В. Ржевского:
2. Средней трудности бурения, Пб =5,1 ÷ 10.
3. Трудновзрываемые, q э = 20,1 ÷ 30 г/м3.
 Рассчитываю годовую производительность (Агм) карьера по горной
массе (млн. т):
А гм  А р  А в  
(1.4)
Агм= 3,5+4*2,38= 13,02 млн т.
где А р – годовая производительность карьера по добыче (табл. 1.1), млн. т.;
А в – годовая производительность карьера по вскрыше (табл. 1.1), млн. м3.
 По величине годовой производительности и расстоянию
транспортирования определяю вместимость ковша экскаватора и
соответствующее оборудование (табл. 1.8 – 1.9)
Таблица 1.8.
Рациональные сочетания вместимости ковша экскаватора и
грузоподъемности автосамосвала
Годовая
Расстояние
Вместимость
Грузоподъемность
производительность по транспортирования, ковша экскаватора,
автосамосвала, т.
горной массе, млн. т.
км.
м3
до 18 ÷ 20
до 3,0 ÷ 3,5
6÷8
40 ÷ 65
Таблица 1.9.
Рациональные сочетания вместимости ковша экскаватора и подвижного состава
железнодорожного транспорта
Годовая
Вместимос
Расстояние
производительност
ть ковша
транспортирова
Локомотив
Думпкары
ь по горной массе,
экскаватор
ния, км.
млн. т.
а, м3
EL-1, EL-2,
2ВС-105,
до 20 ÷ 30
до 8 ÷ 10
4÷8
26E
ВС-85
 Для своего карьера я определила, что рационально использовать
вместимость ковша экскаватора = 8 м3, а также автосамосвалы с
грузоподъемностью 40-65 и более тон.
6
 Определяю оптимальное сочетание экскаватора и бурового станка
(Таблица 1.10.)
Таблица 1.10.
Оптимальное сочетание типов экскаваторов и буровых станков
Диаметр
Буримость и
Модель бурового
Модель мехлопаты
стандартного
взрываемость пород
станка
долота, мм
II класс по буримости
2СБШ-200Н-40
244,5
ЭКГ-8И
II-III класс по
взрываемости
Обосновываем режим работы карьера. При этом руководствуемся
положениями ОАО «Гипроруда»:
- режим работы карьера должен быть круглогодовым;
- принимаем шестидневную рабочую неделю и 3 смены в сутки;
-продолжительность смены 8 часов.
 Определяю число рабочих дней в году (Таблица 1.11.):
Таблица 1.11.
Районы
Северные
Средние
Южные
Число рабочих дней в году (по «Гипроруде»)
Продолжительность рабочей недели, дней
7
5
6
340
242
290
350
300
250
355
305
254
7
3. Выбор бурового инструмента. Эксплуатационные параметры
скважин.
Таблица. 2.1.
Вариант
Высота
уступа, м
Обводненность скважин
21
15
сухие
 Для выбранной ранее модели бурового станка принимают
рекомендуемый диаметр долота и выбирают его тип. (Таблица 2.4)
Таблица 2.4
Типы шарошечных долот третьего поколения и область их применения
Тип
долот
а
Т
Область применения
Показатель
трудности
бурения
Неабразивные и
малоабразивные твердые
породы
6-8
Исполнение шарошки
С фрезерованными зубьями
 По приделу прочности на сжатие характеризую породы, слагающих
уступ:
Таблица 2.5.
Группа пород
II. Средней
крепости
8 МПа < сж
< 80 МПа
Угол откосов уступов (по «Гипроруде»)
Угол откоса уступа, град.
Характеристика
Высота
пород,
нерабочего
рабочего
слагающих
рабочего
сдвоенного и
уступа, м.
одиночного
уступ
строенного
Крепкие
трещиноватые
15
70
60
55
сж= (65 МПА)

Вычисляю диаметр скважины:
d с  K рс  d д
(2.1)
dc=1.1*244,5= 268,95 мм
где dc – диаметр скважины, мм; K рс – коэффициент расширения скважин
при бурении (1.12) d д – диаметр долота, мм.
 Рассчитываю глубину перебура, в малотрещиноватых и практически
монолитных породах
l п  0,2  h
(2,3)
lп=0,2* 15= 3 м
h – высота уступа, (табл. 2.1), м.
8
 Вычисляю длину скважины:
L скв 
Lскв=
h
 lп
sin 
15
𝑠𝑖𝑛90⁰
(2.4)
+ 3= 18 м
 – угол наклона скважины к горизонту, град.
 Определяю средний оптимальный размер куска взорванной горной
массы:
d ср. о  0,15  0,2  3 Е ,
(2.5)
3
dср. о= 0.2* √8= 0.4м
где Е – вместимость ковша экскаватора принятой модели, м3
9
4. Режим бурения и производительность буровых станков
Определяю техническую скорость бурения по техническим
характеристикам выбранного ранее бурового станка (Таблица 2.6.):

Таблица 2.6.
Основные параметры станков для бурения скважин на открытых работах
Усилие
Угол наклона
Диаметр
Глубина
Частота
Модель станка
подачи,
скважины к
долота, мм бурения, м вращения, с-1
кН
вертикали, град
2СБШ-200Н-40 215,9; 244,5
40
0,25-2,5
до 300
0; 15; 30
𝑉б ≈
2,5⋅10−2 ⋅𝑃о ⋅𝑛о
,
(2.8)
Пб ⋅𝑑д2
2,5⋅10−2 ⋅270⋅1,3
Vб≈
=17,84 м/ч
6,8⋅0.268952
Где; Ро – усилие подачи, кН; nо – частота вращения бурового става, с-1; dр –
диаметр резца (коронки, долота), м.
 Вычисляю сменную эксплуатационную производительность бурового
станка:
Тсм −Тпер
𝑄б =
(2.9)
Qб=
𝑡𝑜 +𝑡в
8−0,9
1
+0,0666667
17,84
=56,3
Где Тсм – продолжительность смены (п. 1.2), ч; Тпер – длительность
ежесменных перерывов в работе 0,9  1,3, ч; to – основное время бурения 1м
скважины, to = 1/Vб, ч; tв – затраты времени на выполнение вспомогательных
операций при бурении 1м скважины, ч.
 Так как расчетная величина Qб меньше, чем 10% нормативной, то для
дальнейших расчётов будет приниматься значение из таблицы 2.7:
Таблица 2.7.
Производительность буровых станков, м/см (по «Гипроруде»)
Показатель трудности бурения Пб
Тип бурового
2÷3
4÷5
7÷9 9÷12
12÷14
5÷7
13÷16
станка
15
2СБШ-200Н-40
90
80
65
105
𝑄б.г = 𝑄б ⋅ 𝑁р.с
свыше
16
-
(2.10)
Qб.г.= 105*580= 60900м/см
Где Nр.с – число рабочих смен бурового станка в течение года с учетом их цело
сменных простоев, вызванных плановыми и неплановыми ремонтами и
другими видами организационных и эксплуатационно-технологических
перерывов (табл. 2.9), ед.
10
Таблица 2.9
Число рабочих смен буровых станков в течение года
Прерывная рабочая неделя Прерывная рабочая неделя
Непрерывная рабочая
с одним выходным днем с двумя выходными днями
Тип
неделя
при работе
при работе
буров
ого
2 смены
3 смены
2 смены
2 смены
3 смены
3 смены
станка сев сре юж
ср южн се сре юж
южн сев сре южн се
юж
сев.
сред
сев. сред
. д н.
ед . в. д н.
.
. д
. в.
н.
2СБШ
48
70
41
48
505 515 685
710
430 435 580 600 610 340 350 360
495 500
200Н- 5
5
5
0
40
11
5. Проектный удельный РАСХОД ВЗРЫВЧАТЫХ веществ.
Конструкция скважинного заряда.
Таблица 2.10.
Рекомендуемая область применения взрывчатых веществ на карьерах
Заводского изготовления
Порошкообр
азные и
гранулирова
нные ВВ
Водос
Эмуль
одерж
сионн
ащие
ые ВВ
ВВ
ВВ на
основе
утилизир
уемых
ВМ
Изготовленные на местах применения
(прикарьерных пунктах и передвижных
установках)
Порошко
ВВ на
образные
Водосо Эмульс
основе
и
держащ ионные утилизир
гранулир
ие ВВ
ВВ
уемых
ованные
ВМ
ВВ
СУХИЕ СКВАЖИНЫ, ШПУРЫ, ТРАНШЕИ
Коэффициент крепости по шкале М.М. Протодьяконова до 12
Гранулит М
Гранулит
АС-4
Гранулит
АС-4В
Граммонит
–
79/21
Граммонит
82/18
Гранулиты
РП-1, РП-2,
РП-3
Таблица 2.18.
–
–
Игданит
Аквато
л Т-20
(ифзани
ты Т-20,
Т-60, Т80)
Ифзани
т Т-40
Сибири
т 1000
Сибири
т 1200
Поправочный коэффициент
250
500
750
1000
Размер куска, мм
1200
Поправочный
1,73
1,33
1,13
1,0
0,92
коэффициент
Примечание. Для размеров кусков, отсутствующих в таблице, данные
находить линейной интерполяцией.
Порэмит
1 ИМН
ИМК
МТН
МТК
Гранэмит
70/30
1500
0,87
Таблица 2.19.
Поправочный коэффициент, учитывающий диаметр скважины (по данным «Гипроруды»).
Категория пород
Диаметр скважин, мм
по трещиноватости
125
160
200
243
320
350
400
III
1,08
1,10
1,13
1,16
1,20
Примечание. Для размеров кусков, отсутствующих в таблице, данные
находить линейной интерполяцией.
 Вычисляю проектный удельный расход ВВ, кг/м3
𝑞п = 𝑞э ⋅ 𝐾ВВ ⋅ 𝐾д ⋅ 𝐾т ⋅ 𝐾𝑣 ⋅ 𝐾з ⋅ 𝐾оп ,
𝑞п =0,0203*1,16*1,25*0,8*1*1,4*8=0,26
1,23
1,25
(2.11)
12
где qэ  удельный эталонный расход эталонного ВВ , кг/м3; KВВ  переводной
коэффициент ВВ (табл. 2.13); Kд  коэффициент, учитывающий
трещиноватость пород(ф:2.12); Kv  коэффициент, учитывающий влияние
объема взрываемой породы(ф: 2.14); Kз  коэффициент, учитывающий
степень сосредоточения заряда (1,1); Kоп  коэффициент, учитывающий
местоположение заряда и число открытых (свободных) поверхностей
взрываемой части массива(6,8)
Таблица 2.13.
Основные взрывотехнические характеристики водосодержащих ВВ
Переводной Теплота Концентрация
Скорость
Наименование
Плотность,
коэффициент взрыва,
энергии,
детонации,
ВВ
г/см3
ВВ
ккал/кг
ккал/дм3
км/с
Акватол
Т-20
(ифзаниты Т-20,
1,16
890
1340
1,5-1,6
4,6-5,0
Т-60, Т-80)
 Значение Kд можно установить по формуле
𝐾д = 0,5⁄𝑑ср.о ,
(2.12)
𝐾д =0.5/0.4=1,25
здесь dсp.o  средний оптимальный размер куска взорванной породы (ф: 2.5), м.
 Коэффициент Kт для конкретных условий
𝐾т = 1,2 ⋅ 𝑙ср + 0,2,
(2.13)
𝐾т = 1.2*0,5+0,2=0,8
здесь lсp  средний размер структурного блока в массиве (табл. 1.1), м.
 Величина K"v. для уступов высотой более 15 м
ℎ
3
𝐾𝑣" = √ ,
15
3
(2.14)
15
𝐾𝑣" =√ =1
15
h  высота уступа (табл. 1.1), м.
В случае многорядного короткозамедленного взрывания Kоп = 68.
 Для сплошного колонкового заряда длина забойки при ведении
взрывных работ с перебуром:
−0,5
𝑙з = 𝑙п + 11,3 ⋅ 𝑑 0,75 ⋅ 𝑙ср
⋅ 𝛥0,5 ,
(2.18)
−0,5
𝑙з = 3 + 11,3 ⋅ 0,268950,75 ⋅ 0.5
⋅ 1.60,5 =10.55,
 Вычисляю расчетную длину заряда, при сплошном колонковом заряде
𝑙вв = 𝐿скв − 𝑙з .
(2.24)
lвв=18-10,55=7,45
13
 В соответствии с условиями индивидуального задания выбираю тип
промежуточного инициатора (шашки-детонатора) (табл. 2.20)
Таблица 2.20.
Характеристика шашек-детонаторов
Наименование
БШД-800
баллиститные
прессованные
Масса, г
(У)
800
Условия
применения
Форма и конструкция
Сухие
и Прессованный цилиндр
обводненные
с осевым каналом под 4
скважины
с нитки ДШ
температурой при
заряжании
не
более 70 °С, в т.ч. в
агрессивных
средах
14
6. Параметры сетки скважин и скважинных зарядов
 Вычисляю наибольшую величину линии сопротивления по подошве
(ЛСПП) уступа, исключающую образование порогов, преодолеваемую
зарядом определенного диаметра, м:
𝑊р = 53 ⋅
𝑊р = 53 ⋅
1
𝑠𝑖𝑛 𝛽
⋅ 𝐾в ⋅ 𝑑с ⋅ √
1
𝑠𝑖𝑛 90°
𝛥⋅𝑚
𝛾⋅𝐾ВВ
,
⋅ 1 ⋅ 0,26895 ⋅ √
(2.29)
1,6∗0,85
2,38⋅1,16
=10
Где   угол наклона скважины к горизонту (см. занятие 3), град; Kв 
коэффициент, учитывающий взрываемость пород и равный для легко  и
средневзрываемых пород соответственно 1,2 и 1,1; для трудновзрываемых 
1; dc  диаметр скважины (ф. 2.1), м;   плотность ВВ, (табл. 2.13), г/см3; m 
коэффициент сближения зарядов (0,85).
 Нахожу величину ЛСПП, м, с учетом требований безопасности ведения
буровых работ у бровки уступа
𝑊б = 𝑏п + ℎ ⋅ (𝑐𝑡𝑔𝛼 − 𝑐𝑡𝑔𝛽),
(2.30)
(𝑐𝑡𝑔70
𝑊б = 3.2 + 15 ⋅
− 𝑐𝑡𝑔90)=8.66
Где bп  ширина возможной призмы обрушения, м;   угол откоса рабочего
уступа, град.
 Нахожу ширина возможной призмы обрушения:
𝑏п = ℎ ⋅ (𝑐𝑡𝑔 ау + 𝑐𝑡𝑔 а),
(2.31)
𝑏п = 15 ⋅ (𝑐𝑡𝑔60° + 𝑐𝑡𝑔70°) =3.2
здесь у  угол устойчивого откоса уступа (угол откоса уступа при погашении
бортов) (табл. 2.5), град.
Условие 𝑊р > 𝑊б выполняется, поэтому для дальнейших расчетов беру 𝑊р
 Рассчитываю расстояние между скважинами в ряду (2.32.1) и между
рядами (2.32.2), м
𝑎 = 𝑚 ⋅ 𝑊.
(2.32.1)
𝑎 = 0,85 ⋅ 10 = 8,5.
b=а
(2.32.2)
b = 8,5.
 Устанавливаю ширину буровой заходки, м
Аб = 𝑊 + 𝑏 ⋅ (𝑛р − 1),
(2.33)
Аб = 10 + 8,5 ⋅ (3 − 1)=27,
где nр – число рядов взрываемых скважин, ед.
 Рассчитываю массу заряда в скважинах первого (𝑄з′ ) и последующих
рядов (𝑄з" ), кг
𝑄з′ = 𝑞п ⋅ 𝑊 ⋅ 𝑎 ⋅ ℎ,
(2.34)
′
𝑄з = 0,26 ⋅ 10 ⋅ 8,5 ⋅ 15 =331,5,
𝑄з" = 𝑞п ⋅ 𝑎 ⋅ 𝑏 ⋅ ℎ.
(2.35)
"
𝑄з = 0,26 ⋅ 8,5 ⋅ 8,5 ⋅ 15 = 281.8.
15
 Определяю вместимость ВВ в скважине с учетом проведенных
корректив, кг/м
𝑝 = 7,85 ⋅ 𝑑𝑐2 𝛥,
(2.36)
2
𝑝 = 7,85 ⋅ 2,6895 ∗ 1,6 = 90,85,
здесь dc  диаметр скважины, дм.
 В соответствии с выбранной конструкцией скважинного заряда (п. 2.3)
вычисляю массу заряда по условиям вместимости его в скважину, кг
𝑄вв = 𝑝 ⋅ 𝑙вв .
(2.37)
𝑄вв = 90,85 ⋅ 7.45 = 676,8325.
Условие 𝑄з′ (𝑄з" ) < 𝑄вв выполняется.
 Вычисляем длину сплошного колонкового заряда
𝑙вв = 𝑄з ⁄𝑝,
𝑙вв = 331,5⁄90,85 = 3.65.
16
7. Параметры сетки скважин и размеры взрывного блока
 Устанавливаю расстояние между скважинами в ряду и расстояние
между рядами скважин при шахматной сетке и расстояние между
рядами, м
p  l вв
qп  h
a
а=√
(2.46)
90.85∗3.65
0,26∗15
= 9,22
b = a.
(2.47)
b = 9,22
 Вычисляю объем взрывного блока по условиям обеспеченности
экскаватора, выбранного в п. 1.2, взорванной горной массой, м3
Vбл  Q см.э  n см  n д ,
(2.48)
Vбл=2000*3*10=60000
где Qсм. – сменная производительность экскаватора (табл. 2.21), м3; nсм. –
число рабочих смен экскаватора в течение суток (п. 1.2), ед.; nд –
обеспеченность экскаватора взорванной горной массой, сут. (15)
Таблица 2.21.
Производительность мехлопат за 8-ми часовую смену, м
породы в целике (по нормативам «Гипроруды»)
Автомобильный
транспорт
Вместимость ковша,
Экскаватор
м3
скальные
полускальные породы
породы
ЭКГ-8И
8
1950/2000
1550/1750
3
 Рассчитываю длину взрывного блока, м
L бл 
Vбл
W  b  n р 1 h
,
(2.49)
60000
Lбл=[10+9,22∗(3−1)]∗15=140,65
здесь W – откорректированная линия сопротивления по подошве (п. 2.4), м.
 Нахожу число скважин в одном ряду
L
n 'скв  бл  1 .
а
140.65
n’скв=
+ 1=16,254≈16
(2.50)
9.22
Полученное значение n 'скв округляю до ближайшего целого числа.
 Вычисляю расход ВВ на блок, кг
'
Q 'в.б  q п  Vбл
,
(2.51)
Q’в.б=0,26*60000=15600
'
где Vбл – скорректированный объем блока, м3.
 Нахожу оптимальный интервал замедления, мс
17
  KW ,
(2.52)
↊=2,5*10=25+25%=31,25
где K – коэффициент, зависящий от взрываемости породы (2,5 ).
 По величине  подбираю ближайшее пиротехническое реле РП-8 из
ряда: 20, 35, 50 мс или РП-Д из ряда 20, 30, 45, 60, 80, 100 мс.
 Я остановился на реле РП-Д
 Вычисляю выход горной массы с 1м скважины, м3
f
f=
W  b  n р  1 a  h
n р  L скв
.
[10+9,22∗(3−1)]]∗9,22∗15
3∗18
(2.53)
= 72,838
18
8. Выбор схемы коммутации. Параметры развала взорванной
горной массы
Табл. 2.22.
Вариант
21
Блочность пород и требования к параметрам развала.
Категория пород по
Перечень требований
блочности
Наличие участков пород с различными
1
свойствами
Таблица 2.23.
Условия применения схем коммутации (по М.Ф. Друкованному и И.Н. )
Число
рядов
скваж
ин
3
Породы
Легковзрываемые
Средневзрываемые
Трудновзрываемые
Наличие участков пород с различными свойствами
Порядная через скважину
продольными рядами с
Волновая развернутая
Волновая развернутая
обособленными
магистралями
 По схеме коммутации определяю величину угла 𝜓 между линией
верхней бровки уступа и линией расположения одновременно
взрываемых рядов скважин.
для волновой развернутой - 0 <  < 90 град
𝝍 = 𝟖𝟎°
 Вычисляю среднюю скорость смещения частиц породы на стенках
зарядной камеры, м/с
𝑉с = 4370 − 1050 ⋅ 𝑙ср ,
(2.54)
𝑉с = 4370 − 1050 ⋅ 0,5=3845
здесь lср – средний размер структурного блока в массиве, (табл. 1.1), м.
 Рассчитываю начальную скорость полета кусков породы, м/с:
𝑉0 = 2 ⋅ 𝑉с ⋅ (
𝑞1 0,5⋅𝑛1
𝜋⋅𝛥
)
,
(2.55)
0,195 0,5⋅1,32
𝑉0 = 2 ⋅ 3845 ⋅ (
=9,4 м/с
)
𝜋⋅1,6
где q1 – удельный расход ВВ по первому ряду скважин, кг/м3; 𝛥 – плотность
ранее выбранного ВВ (табл. 2.13) кг/м3.
 Величину q1, кг/м3, нахожу из выражения:
𝑞1 = 𝜂0 ⋅ 𝑞п ,
(2.56)
𝑞1 = 0,75 ⋅ 0,26=0,195
здесь 𝜂0 – коэффициент, учитывающий фактическое состояние откоса уступа
(0,75)
 Значение показателя степени n1 определяю по формуле:
𝑛1 = 1,35 − 0,06 ⋅ 𝑙ср .
(2.57)
𝑛1 = 1,35 − 0,06 ⋅ 0,5=1,32
 Рассчитываю высоту откольной зоны над подошвой уступа при
взрывании с перебуром
19
ℎ0 = 0,5 ⋅ (𝑙вв − 𝑙пер )
(2.58)
ℎ0 = 0,5 ⋅ (7.45 − 3)=2,225
 По табл. 2.24 для принятого угла наклона скважин к горизонту находят
максимальную дальность (𝛥В0, м) взрывного перемещения породы
(порядная схема МКЗВ) при взрывании на подобранный откос уступа.
Таблица 2.24.
Максимальная дальность перемещения породы при порядной схеме взрывания (по А. С.
Ташкинову)
Высота
откольной
зоны, м
2
4
6
8
10
Начальная скорость полета кусков, м/с
10
15
6
9
11
13
14
9
13
16
19
21
20
25
Скважины вертикальные
13
16
18
22
22
27
25
32
28
35
30
35
40
19
27
33
38
42
22
31
38
44
49
25
36
44
51
57
 Вычисляю дальность взрывного перемещения породы при выбранной
схеме коммутации, м:
ΔBψ = ΔB0 ⋅ (0,73 + 0,27 ∗ cos2ψ).
(2.60)
0 2
ΔBψ = 6 ⋅ (0,73 + 0,27 ∗ (cos80 ) )=4,4
 Определяю общую ширину развала взорванной горной массы, м:
Bр = Аб + ΔBψ − h0 ⋅ ctgα,
(2.61)
Bр = 27 + 4.4 − 2,225 ⋅ ctg70°=30,6
где Аб – ширина буровой заходки (формула 2.33), м;  – угол откоса уступа
(табл. 2.5), град.
 Для принятого экскаватора рассчитываю ширину нормальной
экскаваторной заходки, м:
Аэ = (1,5 ÷ 1,7) ⋅ 𝑅чу,
(2.62)
Аэ = 1,5 ⋅ 12 = 18,
где Rчу – радиус черпания экскаватора на горизонте установки (уровне
стояния), м.
 Определяю число заходок, за которое отрабатывается развал
𝑡 = 𝐵р ⁄Аэ .
(2.63)
𝑡 = 30,6⁄18=1,7≈ 2.
Полученное значение t округляю до ближайшего большего целого числа.
 Рассчитывают отношение ширины буровой заходки к ширине развала
n = Aб / Вр.
(2.64)
n = 27/ 30.6=0,8
Определяют высоту развала в первой точке, м:
ℎ1 = 0,5 ⋅ 𝑛 ⋅ ℎ ⋅ (3 − 𝑛2 ) ⋅ [(1 − 𝑛)𝑡 + 1].
(2.65)
2
2
ℎ1 = 0,5 ⋅ 0,8 ⋅ 15 ⋅ (3 − 0,8 ) ⋅ [(1 − 0,8) + 1]=14,7
20
 Высоту развала в каждой из остальных точек вычисляю по формуле, м:
𝑡
ℎ𝑖 = ℎ ⋅ (1 − 𝑚𝑖 )(1−𝑛) .
(2.66)
(1−0,8)2
ℎ2 = 15 ⋅ (1 − 0.23)
=14,85
(1−0,8)2
ℎ3 = 15 ⋅ (1 − 0.523)
=14,5
(1−0,8)2
ℎ4 = 15 ⋅ (1 − 0.817)
=14
m𝑖 = x𝑖 / Вр
𝑚2 = 7 / 30.6=0.23
𝑚3 = 16 / 30.6=0.523
𝑚4 = 25 / 30.6=0.817
 Определяю средний коэффициент разрыхления в профиле развала
𝐾р = 0,5 ⋅ (3 − 𝑛2 ).
(2.67)
2
𝐾р = 0,5 ⋅ (3 − 0,8 ) = 1.18.
21
9. Расход средств инициирования на блок. Механизация зарядки и
забойки скважин. Выход и дробление негабарита.
Таблица 2.28.
Количество скважин, заполняемых забойкой за 8-ми часовую смену (по НИИОГР)
Расстояние транспортирования, км
Забоечная
машина
2,5
ЗС-1М
ЗС-2М
270
270
ЗС-1М
ЗС-2М
Таблица 2.30.
130
140
5
7,5
10
Диаметр скважины 216 мм
185
150
120
210
180
150
Диаметр скважины 320 мм
90
70
55
110
85
70
15
20
85
120
50
85
40
55
26
40
Характеристика негабаритных кусков
Объем негабаритного
Количество кусков в 1 м3, ед.
куска, м3
0,05
20
0,10
10
0,17
6
0,27
4
0,65
1,5
Длина ребра
негабарита, м
0,3 ÷ 0,4
0,4 ÷ 0,5
0,5 ÷ 0,6
0,6 ÷ 0,7
0,7 ÷ 1,0
Таблица 2.33.
Число полных рабочих смен в течение года установок для разрушения негабарита
Прерывная рабочая неделя с одним
Непрерывная рабочая
выходным днем
Районы
неделя при работе в 3
при работе в 3
при работе в 2
смены
смены
смены
Северные
780
465
665
 Определяю расход ДШ на скважину, м:
𝑙дш = 𝑙с + 𝑙1 + 𝑙2 ,
(2.68)
𝑙дш = 18 + 1 + 1 = 20 + 20 = 40.
(при lс более 15 м обязательно дублирование)
Где l1 – количество ДШ, необходимое для присоединения промежуточного
инициатора, l1 = 1,5 м; l2 – количество ДШ, необходимое для соединения
концевиков ДШ с магистралью, l2 = 1,5 м;
 Нахожу длину магистральной линии ДШ:
𝑙 = ∑𝑁𝑐
(2.69)
𝑖=1 𝑙дш + 2 ⋅ 𝑙ш ,
48
𝑙 = ∑𝑖=1 40 + 2 ⋅ 300,1=2520,2
Где Nc – общее число скважин в блоке, ед.; lш – длина магистральной линии
ДШ, м.
 Нахожу общее число скважин в блоке, ед:
"
𝑁𝑐 = 𝑛скв
⋅ 𝑛р ,
(2.70)
𝑁𝑐 = 16 ⋅ 3 = 48
"
здесь 𝑛скв
– округленное до ближайшего целого число скважин в одном ряду
(формула 2.50), ед.; nр- количество взрываемых рядов, ед.
22
Расход ЭД для инициирования ДШ в блоке равен 2 ед.
 Рассчитываю расход промежуточных шашек-детонаторов на блок, ед.:
𝑁ш = 𝑁с ⋅ 𝑛ш ,
(2.71)
𝑁ш = 48 ∗ 1 = 48
где n с – расход шашек- детонаторов на скважину, ед.
 Вычисляю удельный расход СИ, для чего расход ДШ (формула 2.69),
пиротехнических реле (п. 2.6), шашек- детонаторов (формула 2.71), ЭД
делят на объем взрываемого блока.
48
Си(ШД)
=0,0008
60000
Си(ДШ) =
Си(ПР) =
2520,2
60000
47
60000
=0,042
=0,00078
2
Си(ЭД) =
=0,000012
60000
 Нахожу годовой расход ВВ,
Г(ВВ) = 𝑞п ∗ Аг.м
Г(ВВ) =0,26*5470588.2 =1422352,932 кг=1422.352932 т
 По величине годового расхода ВВ с учетом ранее принятого типа
взрывчатого вещества (п. 2.3), выбираю смесительно-зарядную машину
по табл. 2.26→ Акватол-1
Таблица 2.26.
Краткая техническая характеристика смесительно-зарядных машин
МЗМЗВПоказатели МЗП-6 МЗ-3А МЗ-3Б
МЗВ-20 Акватол-1
4А
8(СЗМ)
Грузоподъем
6
10
25
8
10
ность, т
Производите
льность
250 ÷
подающего
300
600
500
250 ÷ 300
800
300
механизма,
кг/мин
Подача ВВ
сжатым воздухом шнеком
насосом
Число
обслуживаю
2
1
2
щего
персонала, ед
гранули
Характеристи
порошкообразные рованны
эмульсионные
ГЛВВ
ка ВВ
е
Годовой
до 2000
до 7000
более 7000
до 6000
до 7000
расход ВВ, т
23
 Нахожу годовой расход СИ:
Г(𝑖) = 𝐶и(𝑖) ⋅ Аг.м
Г(ШД) =0,0008 ⋅ 5470588.2=4376,47
Г(ДШ) =0,042 ⋅ 5470588.2=229764,7
Г(ПР) =0,00078 ⋅ 5470588.2=4267,06
Г(ЭД) =0,00012 ⋅ 5470588.2=656,47
 Рассчитываю сменную производительность зарядного агрегата, т
Тпр ⋅𝐺б
𝑄з.а = 2⋅𝑙
(2.72)
𝐺б ⋅𝑡з,
𝑉
+𝑡гр +𝑘⋅
𝑄з.с
7,2⋅10
𝑄з.а = 2⋅15
15
=25,6
10⋅0,0068
0,325
+0,5+1,5⋅
где Тпр = 7,2 – время производительной работы за смену, ч; Gб –
грузоподъемность зарядного агрегата (табл. 2.26), т; l – расстояние
транспортирования ВВ (табл. 2.25), км; V = 15– скорость движения машины,
км/ч; t гр = 0,5 – время загрузки агрегата, ч; k = 1,5 – коэффициент,
учитывающий время переездов машины между скважинами и подготовки к
заряжанию; tз1 – время заряжания одной скважины(ф. 2.74), ч; Qз.с. – средняя
масса скважинного заряда(ф. 2.73), т.
Таблица 2.25
№
вар.
21
Расстояние транспортирования
ВВ и забойки, км.
15
Модель
дробилки
ДРК-1612
𝑄з.с = 𝑄 в.б⁄𝑁с ,
𝑄з.с = 15600⁄48=325 кг≈ 0,325 т
Здесь Qв.б – расход ВВ на блок, (формула 2.51), кг;
𝑄з.с
𝑡з1 =
,
3
60⋅10 ⋅𝑄п
0,325
(2.73)
(2.74)
𝑡з1 =
=0,0068 ч
60⋅103 ⋅800
Здесь Qп1 – производительность подающего механизма зарядного агрегата,
(табл. 2.26), кг/мин.
24
 Выбираю по табл. 2.27 тип забоечной машины→ЗС-2М
Таблица 2.27.
Краткая техническая характеристика забоечных машин
Показатели
ЗС-1М
ЗС-2М
Грузоподъемность, т
5
11
Производительность
подающего механизма,
1700
1700
кг/мин
Число бункеров, ед.
1
2
Вместимость бункера, м3
4
4,4
 Вычисляю объем забойки в скважине, м3:
𝑉заб = 0,25 ⋅ 𝜋 ⋅ 𝑑с2 ⋅ 𝑙з
(2.75)
2
𝑉заб = 0,25 ⋅ 𝜋 ⋅ 0,26895 ⋅ 10.55 = 0,6.
где d с – диаметр скважин, м; l з – длина забойки в скважине, м.
 Определяю расход забоечного материала на 1 м3 взорванной горной
массы, м3/м3:
𝑞заб = 𝑉заб ⁄(𝑓 ⋅ 𝐿скв ),
(2.76)
𝑞заб = 0,6⁄(72,838 ⋅ 18)=0,00046
где f – выход горной массы с 1 м скважины, м3/м; L скв – длина скважин, м.
 Нахожу годовой расход забоечного материала, м3
𝑄заб = 𝑞заб ⋅ Агм ,
(2.77)
𝑄заб = 0,00046 ∗ 5470588.2=2516,47
где А гм – годовая производительность карьера по горной массе (п.1.2), м3.
 Для заданного расстояния транспортирования забоечного материала
(табл. 2.25) рассчитываю сменную производительность забоечной
машины, м3:
𝑄заб.м = 2⋅𝑙т.заб
𝑉
𝑄заб.м = 2⋅15
15
Тпр ⋅𝐺б
𝐺 ⋅𝑡
+𝑡гр +𝑘⋅ б з
,
(2.78)
𝑉заб
7,2⋅11
=29,75
11⋅0,00588
0,6
+0,5+1,5⋅
где Тпр = 7,2 – время производительной работы за смену, ч; Gб –
грузоподъемность забоечной машины (табл. 2.27), т; l т.заб – расстояние
транспортирования забоечного материала (табл. 2.25), км; V = 15– скорость
движения машины, км/ч; t гр = 0,5 – время загрузки машины, ч; k = 1,5 –
коэффициент, учитывающий время переездов машины между скважинами и
подготовки к забойке; tз2 – время забойки одной скважины, ч.
𝑉заб
𝑡з2 =
,
3
60⋅10 ⋅Qп2
0,6
𝑡з2 =
=0,00329521ч
60⋅103 ⋅1700
Здесь Qп2 – производительность подающего механизма (Таблица 2.27)
 Вычисляю инвентарный парк зарядных и забоечных машин при
односменной работе, ед.:
25
𝑁зар.м =
1,1⋅𝑄в.г
,
Др.к ⋅𝑄з.а
1,1⋅1422.352932
𝑁зар. м =
𝑁заб.м =
290⋅25,6
1,1⋅𝑁з.с ⋅Агм
(2.79)
=0,21≈ 1
,
Др.к ⋅𝑄з.а ⋅𝑉бл
1,1⋅87⋅5470588.2
(2.80)
𝑁заб. м =
=1,011≈1
290⋅29,75⋅60000
где Qв.г – ранее вычисленный годовой расход ВВ, т; Д р.к – число рабочих
дней карьера в течение года (п. 1.2), сут.; Vбл – скорректированный объем
взрывного блока (п. 2.5), м3; Nз.с – количество скважин, заполняемых забойкой
за смену, ед.
 Расчетные значения Nзар.м и Nзаб.м округляю до ближайшего большего
целого числа.
 По вместимости ковша экскаватора определяю средний линейный
размер кондиционного куска, м
3
′
𝑑к = 0,525 ⋅ √𝐸,
(2.81)
3
𝑑к′ = 0,525 ⋅ √8=1,05
где Е – вместимость ковша экскаватора, м3.
 Вычисляю максимально допустимый размер куска породы по размерам
приемного отверстия заданной (табл. 2.25) дробилки, м
"
𝑑к = (0,75 ÷ 0,85) ⋅ 𝑏д ,
(2.82)
𝑑к" = 0,75 ⋅ 1,2=1,02
где bд – минимальный размер приемного отверстия дробилки, м.
 Сравниваю найденные расчетные значения 𝑑к′ и 𝑑к" .
 Принимаю для дальнейших расчетов наименьшее значение dк.
 По среднему линейному размеру некондиционного куска и категории
пород по трещиноватости, установленной по табл. 1.1 и 1.4 принимаю
выход негабарита (табл. 2.31).
Таблица 2.31.
Выход негабарита при отбойке вертикальными скважинными зарядами (по «Гипроруде»)
Средний линейный
Категория пород по трещиноватости
размер кондиционного
1
2
3
4
5
куска, мм
500
1
3,5
11
17
26
750
0,5
3
10
16
25
1000
1
4
13
18
1200
0,5
2
6
9
1500
2
4
 Нахожу средний линейный размер негабаритного куска
d н =1,15 ⋅ 𝑑к
d н = 1,15 ⋅ 1,02=1,035
Рассчитывают общий выход негабарита, м3
Ан = Рн ⋅ Агм ⁄100,
Ан = 3,65% ⋅ 5470588.2⁄100=1996,76
где Рн – выход негабарита, %.
(2.83)
26
 Определяем парк установок для разрушения негабарита, ед
1,2⋅Ан
𝑁у.р =
,
𝑄у.р ⋅𝑁см
1,2⋅1996,76
(2.85)
𝑁у.р =
=0,32≈ 1
110⋅665
где Q у.р – сменная производительность установки (табл. 2.28), м3; Nсм – число
рабочих смен установок в течение года.
 Для разрушения негабарита гидроударниками выбирают его наиболее
приемлемую модель (табл. 2.29).
Таблица 2.29.
Краткая техническая характеристика гидроударников «Раммер»
Показатели
С22 С23 С24 С26 С52 С54 С56 С82 С84
Масса в рабочем
210
100 210 330 500 950 970 1690
2900
состоянии, кг
0
520
Энергия ударов, Дж-1 140 450 620 1000 1800 2200 3500
6000
0
Частота ударов, с-1
23-27 6-33 10-22 7-16 6-9
6-8 6-8 6-10
6-9
Рекомендуемые
ЭО-5122
экскаваторы для
ЭОЭОЭО-3332
ЭО-2621
ЭО-5123
навески
5015
4321
ЭО-3122
ЭО-5124
гидроударника
Средняя толщина
0,25 0,4 0,55 0,75 1,0
1,6 2,0 2,2
1,2
дробимого куска, м
Сменная
производительность,
60
80
85
90
100 110 120 130 150
м3
С86
3450
8200
5-6
ЭО6123
2,5
170
 Наиболее подходящая модель - Раммер С-54
27
10. Расчет производительности и парка одноковшовых
экскаваторов – мехлопат
 В соответствии с расчетным значением коэффициента
разрыхления нахожу относительный показатель трудности
экскавации разрушенных пород


10    d ср  0,1   сдв

П э.р  0,022     d ср  0,1   сдв 

Kр 9

 




(3.1)
10(2,38∗40+0,1∗60)
Пэ.р =0,022[2,38 ∗ 40 + 0,1 ∗ 60 +
]=7,25
1,189
где d ср – средний размер куска взорванной горной массы в развале (п. 2.1),
см;  – плотность пород, т/м3;  сдв – временное сопротивление пород сдвигу,
кгс/см2; K р – коэффициент разрыхления (формула 2.67).
 Классифицирую породу по экскавируемости для среднего
оптимального размера куска (п. 2.1), используя табл. 3.1.
 Вычисляю действительный показатель трудности экскавации
П э.ф  K в  K тр  Пэ.р ,
(3.2)
Пэ.ф = 1 ∗ 0,95 ∗ 7,25=6,89
где K в и K тр – эмпирические коэффициенты, учитывающие соответственно
конкретный вид выемочного оборудования (табл. 3.2) и его типоразмер (табл.
3.3).
 По табл. 3.3 принимаю паспортную продолжительность рабочего
цикла (Т ц.п, с.) для выбранной модели экскаватора и вычисляю его
паспортную производительность, м3/ч
Qп 
3600  Е
Т ц.п ,
(3.3)
3600∗8
𝑄п =
=1028,57
28
где Е – вместимость ковша экскаватора, м3.
 Определяю продолжительность
конкретных условиях, с
t ч.ф 
П э.ф
П э.п
t ч.п K р ,
черпания
мехлопаты
в
(3.4)
6,89
𝑡ч.ф =
∗ 9 ∗ 1,18=11,8
6,2
где Пэ.п – паспортный показатель трудности экскавации [1, табл. 8.1]; tч.п –
паспортное время черпания [1, табл. 8.1], с.
 Рассчитываю продолжительность поворотных операций, с:
ф
t п.ф  t п.п 
(3.5)
 ,
п
𝑡п.ф = 19 ∗
120°
120°
=19с
28
где t п.п – паспортная продолжительность поворотных операций [1, табл. 8.1];
 ф – фактический угол поворота под разгрузку ( ф =120-135 град.);  п –
паспортный угол поворота, град.
 Вычисляю минимальную продолжительность рабочего цикла
принятого экскаватора, с:
Тц.ф  t ч.ф  t п.ф  t р.ф ,
(3.6)
Тц.ф = 11,8 + 19 + 0,8=31,6
где t р.ф – фактическое время разгрузки ковша, зависящее от свойств пород,с
 Для среднего размера куска породы в развале подбираю (табл. 3.4
и 3.5) значения коэффициентов разрыхления породы в ковше (K
р.к) и наполнения ковша (K н.к).
 Определяю техническую производительность экскаватора,
принимая коэффициент влияния технологии выемки (K т.в) по табл.
3.6, м3/час
Q тех 
𝑄тех =
3600  Е K н.к

 K т.в .
Т ц.ф K р.к
3600∗8
31,6
∗
1
1,65
(3.7)
∗ 0,78=430,84
 Определяю сменную эксплуатационную производительность
экскаватора, м3
Qэ  Qтех Kпот K уТсм KклK и.р ,
(3.8)
𝑄э = 430,84 ∗ 0,9 ∗ 0,85 ∗ 8 ∗ 0,949 ∗ 0,75=1876,7
где – Kпот =0,9 – коэффициент потерь; Kу – коэффициент управления (для
одноковшовых экскаваторов Kу = 0,85); Тсм – продолжительность смены
(п.1.2), ч; Kкл – коэффициент влияния климатических условий (табл. 3.7) –
(принимается для заданной климатической зоны по согласованию с
преподавателем); Kи.р – коэффициент использования выемочной машины на
основной работе.
По данным Ю.И. Анистратова при работе экскаватора в отвал, при
погрузке в автомобильный транспорт – Kи.р = 0,65.
 Определяю эффективную эксплуатационную производительность
экскаватора, м3
𝑄эф = 𝑄тех ∗ Кпот ∗ Ку
𝑄эф = 1876,7 ∗ 0,9 ∗ 0,85=1435,6755
 Вычисляю коэффициент обеспеченности забоя порожняком:
,
Ктр =
65
(3.10)
=0,091
65+1435,6755∗0,9∗0,5
где – V- вместимость кузова транспортного сосуда, м3 ;Кнер =0,9 –
коэффициент неравномерности движения; 𝑡𝑜 - время обмена транспортных
средств в забое (для автосамосвалов = 0.5)
29
 Вычисляю годовую производительность экскаватора, м3:
Qгод  Qсм Nр.с ,
(3.11)
𝑄год = 1876,7 ∗ 631 =1184197,7
где – Nр.с – число рабочих смен экскаватора в течение года с учетом
целосменных простоев и ППР [2].
 Рассчитываю рабочий парк экскаваторов, ед:
Аг.м
𝑁р.э =
,
(3.12)
𝑄год
5470588.2
𝑁р.э =
=4,6≈5
1184197,7
где – А – производительность карьера по добыче (вскрыше, горной массе), м3
30
11. РАСЧЕТ ВРЕМЕНИ ОТРАБОТКИ БЛОКА
Так как в ходе графических построений необходимо соблюдать
расчетную площадь поперечного сечения развала, я рассчитываю расчетную
площадь поперечного сечения развала



Sр  K р.с W  b n р  1 h ,
(3.13)
𝑆𝑝 =1.18[10 + 9,22 ∗ (3 − 1)] ∗ 15=503.4 м2
где Sр – площадь поперечного сечения развала, м2; Kр.с – средний коэффициент
разрыхления пород при взрыве (формула 2.67).
По каждой заходке задаются величиной коэффициента разрыхления,
используя рекомендации В.В. Ржевского [1]: в отброшенной части развала
коэффициент разрыхления равен 1,4-1,6, в зоне второго и третьего рядов он
уменьшается на 8-10%, для четвертого-пятого радов – на 12-15%, шестоговосьмого рядов – на 20-30%.
Вычисляю средневзвешенное значение коэффициента разрыхления:
K 'рS1  K 'р' S2    K рn Sn
'
K р.с
Sр
′
𝐾𝑝.𝑐
=
1,4∗311,28+1,26∗192,12
503,4
.
(3.15)
≈1,297
 Сравниваю полученное значение K 'р.с с ранее вычисленной его
величиной (п. 2.6). Должно выполняться условие:
K 'р.с K р.с .
(3.16)
K ′p.c
≈ Кр.с .
(Кр.с > K ′p.c на 10% (0,118)
 Рассчитываю сменное подвигание забоя по каждой заходке, м:
Yсм. i 
𝑌см.1.=
𝑌см.2.=
K р.с i Q э.с i
,
Si
(3.17)
1,4∗1876,7
=8,44
311,28
1,26∗1876,7
192,12
=12,308
где i = 1, 2, …, n – номер заходки; Qэ.с i – сменная эксплуатационная
производительность экскаватора при отработке i-й заходки, м3; Kр.с i –
откорректированный коэффициент разрыхления пород в i-й заходке.
31
 Определяю затраты времени на отработку каждой из заходок,
смен:
L 1  K о.э 
Ti  б.в
,
Yсм i
Т1 =
Т1 =
(3.18)
140,65(1−0,4)
8,44
140,65(1−0)
12,308
=10
=11,4
где Lб.в – длина взрывного блока (п. 2.5), м; Kо.э – доля отработанной части
заходки к началу планируемого периода (табл. 3.9).
Таблица 3.9.
Вариант
21
Доля отработанной части первой заходки
0,4
 Мною выбрана схема отработки блока с холостыми перегонами
экскаватора, поэтому рассчитываю соответствующие затраты
времени на один перегон, смен:
t п.э 
L б.в
Vэ Tсм K п.п ,
(3.19)
140,65
𝑡п.э =
=0,07
420∗8∗0,6
где Vэ – скорость передвижения экскаватора, м/ч [2, 8]; Tсм –
продолжительность смены, ч (п. 1.2); Kп.п = 0,6-0,7 – коэффициент,
учитывающий потери времени в связи с необходимостью переключения
кабеля, если длина его недостаточна.
Определяю общие затраты времени на экскавацию горной массы в
пределах блока при схеме с холостым перегоном экскаватора, смен
t 'э  Ti n i  t п.э n i  1 ,
𝑡э′ =10 ∗ 2 + 0,07 ∗ (3 − 1)=20,14
𝑡э" =11,4 ∗ 2 + 0,07 ∗ (3 − 1)=22,94
где ni – число отрабатываемых заходок, ед.
(3.20)
32
12. Технологический график организации работ на уступе
 Вычисляю продолжительность бурения скважин в оставшейся
части второго блока, сут:
Тб =
Тб =
𝐿бл ⋅(1−𝐾о.б )⋅[𝑊+𝑏⋅(𝑛р −1)]⋅ℎ
,
𝑓⋅𝑄б ∗𝑁см
140,65⋅(1−0,3)⋅[10+9,22⋅(3−1)]⋅15
72,838∗105∗3
(3.34)
=1,8
где Kо.б  доля обуренной части блока к началу периода планирования (табл.
3.17); f  выход горной массы с 1 м скважины (формула 2.53), м3/м; Qб 
сменная эксплуатационная производительность бурового станка (п. 2.2), м;
Nсм – число рабочих смен бурового станка в течение суток, ед.
 Определяю затраты времени на зарядку и забойку скважин, см
𝑄в.б
Тзар =
,
(3.35)
Тзар =
Тзаб =
Тзаб =
𝑄з.а ⋅𝑁зар.м
15600
=0,6
25600∗1
𝑄з.б
𝑄з.с ⋅𝑁заб.м
20,3
,
(3.36)
=0,7
29,75∗1
 Рассчитываю расход забоечного материала:
Q з.б =0,785*𝑑𝑘 2 ∗ 𝐿скв ∗ 𝑁𝑐
Q з.б =0,785*0,268952 ∗ (18 − 10.55) ∗ 48 = 20,3
где Q в.б и Q з.б  расход ВВ (кг) и забоечного материала (м3) на блок (п. 2.7);
Q з.а и Q з.с  сменная производительность зарядной (кг) и забоечной (м3) машин
(п. 2.7); N зар.м и N заб.м  количество зарядных и забоечных машин,
используемых в блоке (N зар.м = N заб.м = 1), ед.
 Рассчитываю затраты времени на монтаж взрывной сети, см
0,01⋅𝑁скв ⋅𝑁в.м
Тм =
,
(3.37)
𝐹⋅Тсм
0,01∗48∗6
Тм =
=0,18
2∗8
где N скв  количество скважин в блоке, ед.; N в.м  норма времени на
монтаж сети из 100 зарядов (табл. 3.18), чел. ч; F  количество взрывников,
ведущих монтаж и проверку сети, вставку пиротехнических реле (табл. 3.17),
чел.; Тсм – продолжительность смены, ч.
Таблица 3.18.
Нормы времени на монтаж сети и взрывание скважин, чел.-ч.
Взрывание
Наименование
Ед. изм.
работ
электрическое
с помощью ДШ
Монтаж сети с дублированием
100 зар.
5,2
6,0
То же без дублирования
то же
2,4
3,1
Взрывание зарядов
одна серия
0,71
0,66
Установка РП
100 ед.
–
2,2
Таблица 3.17
Доля обуренной
Количество
Время проветривания
Вариант
части второго блока
взрывников
блока, см
21
0,3
2
0,16
33
 Нахожу время, необходимое для проверки сети, вставки
пиротехнических реле, производства взрыва и осмотра забоя после
взрыва, см
𝑁сер ⋅𝑁в.в +0,01⋅𝑁зам ⋅𝑁в.з
Тв =
,
𝐹⋅Тсм
(3.38)
48∗0,66+0,01∗47∗2,2
Тв =
=2
2∗8
где N сер  количество серий зарядов в принятой схеме коммутации, ед.; N в.в
 норма времени на производство взрыва (табл. 3.18), чел. ч.; N зам  расход
пиротехнических реле на блок, ед.; N в.з  норма времени на установку 100
пиротехнических реле (табл. 3.18), чел. ч.
 Определяю затраты времени на производство всего комплекса
взрывных работ, см
Тв.в = (Тз + Тзаб ) ⋅ 𝐾1 + Тм + Тв + Тпр ,
(3.39)
Тв.в = (0,6 + 0,7) ∗ 0,9 + 0,18 + 2 + 0,16 = 3,5,
где K1 = 0,80,9  коэффициент совмещения работ по зарядке и забойке
скважин; Т пр.  время, необходимое для проветривания блока (табл. 3.17),
смен.
34
35